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ZF2809工作面回采作业规程第一章 工作面概况ZF2809工作面位于401采区二水平北部,东为ZF2807工作面采空区,南为401采区二水平三条大巷,西为ZF2810工作面,北为矿井边界。工作面标高在485500m之间,地面标高在830840m之间,埋深约350 m,地表为泾河河滩,无村庄。运输顺槽宽4.6 m,高3.1 m,长588m,从二水平皮带大巷开口,与二水平轨道大巷相通,用于原煤运输、进风、运料及行人。 回风顺槽宽3.8 m,高3.1 m,长584m,从二水平皮带大巷开口,与回风大巷相通,用于回风和材料运输,该巷道巷口到与回风大巷相通处设置有风门三组(三正三反),形成工作面回采期间的通风系统。工作面走向长度586 m,倾斜长度94.5m。ZF2809工作面煤层平均厚度12.0 m,预留护底煤3.5m,工作面机采高度3.0 m,放煤高度5.5 m,采放比1:1.83。工作面留50 m大巷保护煤柱,可采长度为476m。地质储量约62.1万吨,可采储量约50.5万吨,回采率81.3,按照月产8.2万t计算,可采期为6.2个月。第二章 工作面地质条件工作面地质条件如下表2-1所述。表2-1 工作面地质条件表工作面名称ZF2809工作面覆盖层厚度及岩性覆盖层厚度为340350 m,以灰白色粉沙岩为主。工作面四周及护巷煤柱工作面东为ZF2808工作面采空区,南为401采区二水平三条大巷,西为ZF2810工作面,北为矿井边界。回采率81.3%工作面要素最 大(m)最 小(m)平均值(m)工作面储量(万吨)走向长588584586地质储量可采储量倾斜长90.790.790.787.750.5煤层厚度12.411.312.0/净煤厚度11.312.4瓦斯含量23 m3/min,煤尘有爆炸性。夹石厚度0050.4煤层自然发火期:3-5个月煤 层 表水份 %含硫%挥发分 %灰 份%发热量MJ/Kg3.160.4427.0212.4427.65水文情况1、 下白垩系洛河、宜君组为裂隙承压含水岩组,为本区主要含水岩组,两组地层为统一的含水体,其中洛河组孔隙裂承压含水岩组的单位涌水量为0.012750.0508 L/s.m,渗透系数K=0.0180.082 m/d,水质为SO4-Na.Mg型或Cl-SO4-Na。2、 含水岩层组不仅是一组含水层组,而是因所处位置不同,特别是岩层构造情况不一致,含水性可能有所差异。3、 延安组含水层为弱含水层,深度为57 m,单位涌水量为0.00033 L/s.m,渗透系数K=0.000518 m/d,水质为CL-Na型,矿化度12.34 g/L,总硬度3.44G(德国度),延安组含水性弱,但可直接受到8#煤层采动影响,各砂岩含水层是采煤工作面充水水源。煤层埋藏要素及煤层厚度变化情况工作面开采8#煤层,属中下侏罗纪延安组,煤层大致东西走向,埋藏深度为340 m350 m,根据顺槽掘进期间的探测,煤层厚度平均为11.312.4 m,倾角0-2度,煤层结构简单,含夹矸3层,厚度0.05-0.04 m之间,岩性为泥岩、炭质泥岩与泥质粉砂岩互层。煤层为深色,沥青、暗淡光泽,参差状断口,条痕黑褐色,易染手,强度中等,属低变质腐植烟煤。瓦斯情况根据相邻工作面回采监测,瓦斯涌出量较低,属于低瓦斯。自燃情况煤炭自然发火期为35个月,工作面东边为采空区要加强工作面防灭火管理。顶底板特征伪 顶炭质泥岩,厚约0.2 m。直接顶灰白色粉,细沙岩,容重2.51g/cm3,厚约10m。老 顶灰白色粉沙岩,容重2.5g/cm3,厚约15 m。底 板铝土质泥岩,厚约310 m,并有0.2 m炭质泥岩。煤层特征见附图:8煤层综合柱状图。8煤层综合柱状图第三章 采煤方法及顶板管理一、采煤方法ZF2809工作面采煤方法为:倾斜长壁采煤法。二、采煤工艺: ZF2809工作面采煤工艺为:综合机械化放顶煤采煤工艺三、巷道布置ZF2809工作面巷道布置为 “一进一回”U型布置。1、运输顺槽:运输顺槽断面为矩形,宽4.6 m,高3.1 m,方位角00000,长588m;从401采区二水平皮带大巷开口,与二水平轨道大巷相通,用于进风、运料、行人。运输顺槽支护采用锚网支护、锚索补强,顶板采用锚杆配合托梁支护,托梁间距1.0 m,锚杆间距0.9 m;中部一排锚索补强,锚索间距3.0 m,排距1.5m;帮锚杆四排布置,间距0.8 m,具体如下图所示。运输顺槽断面示意图2、回风顺槽:回风顺槽断面为矩形,宽3.8 m,高3.1 m,方位角00000,长584m,用于回风、运料、行人。该巷从401采区二水平皮带大巷开口,与二水平轨道大巷、回风大巷贯通,轨道大巷与回风大巷之间安设风门二组。回风顺槽支护采用锚网支护,顶板采用锚杆配合W钢带支护,钢带间距1.0 m,锚杆间距0.8 m;中部一排锚索补强,锚索间距3.0m,排距1.0m。帮锚杆三排布置,间距1.0m,排距1.0m;具体如下图所示。回风顺槽断面示意图3、切眼(见附图):切眼断面为矩形,宽9.0 m,方位角为900000,长94.5m(中对中);支护采用锚网支护、锚索补强,顶板采用锚杆配合托梁支护,托梁间距1.0 m,锚杆间距0.9 m,三排锚索补强,排距2 m,间距3 m,帮锚杆三排布置,间距0.8 m。工作面切眼示意图四、顶板管理1、顶板管理方法采用全部垮落法。2、工作面支护(1)支架选型:基本架采用ZF9200/18/33型正四连杆大插板低位放顶煤液压支架,过渡架采用ZFG9200/19/33H型反四连杆支撑式液压支架。(2)支架布置:ZF2809工作面长94.5 m,共布置59个基本架,3个过渡架,支架中心距1.5 m,其中第1架深入巷道1545 mm,第62架深入巷道1636 mm,便于端头维护工作。工作面所有支架均通过推移千斤顶和拉后溜千斤顶与前后溜连接。(3)控顶距:最大控顶距为6108mm,最小控顶距为5308mm。3、端头支护上端头:在原有锚网支护基础上,在转载机档煤板侧采用单体液压支柱配合铰接顶梁“一梁一柱”铰接支护,并且与超前支护铰接成一排。对于后溜子机头和转载机机尾,布置三排单体支柱配合铰接顶梁进行支护,靠过渡架一排采用“一梁两柱”布置,柱距500 mm,其余两排“一梁一柱”布置,柱距1000 mm,排距均为500 mm。前溜机头与后溜机头之间过渡架侧采用布置一排单体支柱配合铰接顶梁支护,“一梁两柱”布置,柱距500 mm。该支护在工作面推进过程中,随采随回,即割一刀煤必须进行一次回柱放顶工作,按照上述要求进行支护,做到“见三回一,先支后回”。下端头:采用单体液压支柱配合铰接梁进行支护,“一梁一柱”布置,单体支柱布置两排,排距1000 mm,靠巷帮的支护形式与超前支护形式相同,并与其连接。该支护与尾梁末端并齐并做到一刀进行一次回柱放顶工作。(详见工作面ZF2809工作面配套布置平面图)4、超前支护工作面两巷煤壁超前矿压应力范围要加强支护。运输顺槽超前支护30m,两排布置,从巷道南帮向北帮排距分别为400mm、3000mm、1200mm。两排均采用3.15m单体支柱配合铰接顶梁一梁一柱支护,柱距1.0m。单体支柱及铰接顶梁随工作面回采在端头架前逐个进行回收,并不断向前延伸支护(如图所示,平面图见附图)。运输顺槽超前支护示意图回风顺槽超前支护20m,用两排3.15m单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护,单体柱排距从南帮至北帮依次为:400mm、3000mm、400mm,梁间距为1000mm。超前压力大时,可根据实际情况,布置抬棚配合支护(如图所示,平面图见附图)。 回风顺槽超前支护示意图(2)两巷超前支护的单体支柱与金属铰接顶梁必须锁梁锁柱。如果两巷由于回采受矿压影响变形严重,根据工作面周期来压步距,将超前支护适当加长。第四章 回采工艺一、进刀方式采用工作面端头割三角煤斜切进刀方式进刀。二、割煤方式工作面采用单向割煤。三、工艺流程采煤机下端头斜切进刀正常上行割煤移架推前部输送机(斜切进刀段)放顶煤拉后部输送机采煤机返向下行清浮煤(采煤机割煤至机尾后)推前部输送机下端头斜切进刀。四、工艺说明 1落煤:采用双滚筒电牵引采煤机割帮煤。采煤机端部斜切进刀割煤割透煤壁后反向时,将前部输送机全部推向煤壁,此时采煤机先割剩余的底煤,接着向另一端正常割煤(图a):采煤机到达工作面另一端割透煤壁后,立即反向先割剩余的底煤,而后向斜切进刀端跑空刀清理浮煤(图b);在采煤机到达斜切进刀段采煤机下端头斜切进刀(图c);而后反向向另一端割煤,开始下一个割煤循环(图d)。2装煤: 帮煤依靠采煤机滚筒配合前溜铲煤板在割煤的同时,将煤自动装入运行中的前部刮板运输机;顶煤在矿山压力及自重的双重作用下,从放顶煤支架尾梁后部的放煤口放出,直接装入后部刮板输送机。 3运煤: 帮煤由前部输送机运入转载机;顶煤由后部输送机运入转载机;进入转载机的煤流经破碎机破碎后,进入皮带运输系统。 4移架:工作面实行追机移架,随着采煤机的割煤,要按顺序移架,移架步距0.8米,为了及时支护顶板,当采煤机前滚筒割煤完毕,在保持前滚筒23米的安全距离后,随机移架。移架的动作如下:收护帮板降柱(保持一定压力)移架(檫顶移架)升柱(保持初撑力)。 5移溜: 每割一刀煤,前后溜各推移一次。推前溜,必须滞后采煤机后滚筒15m进行;拉后溜是在顶煤放完后进行,从机尾开始。在回采过程中,可根据工作面设备上窜下滑情况及前后溜搭接情况,适当改变移溜顺序以调整设备上窜下滑。6放顶煤:放煤步距确定根据理论分析,放煤步距应与放煤口尺寸的水平投影相一致,与采煤机截深成整倍数的关系。ZF9200/18/33支架放煤口尺寸水平投影为: L=1493Cos 45=1055(mm)选用MG300/700WD采煤机的截深为800mm,综合分析、确定ZF2808工作面的放煤步距为800 mm,即“一刀一放”。放煤方式:两轮顺序式放煤放煤时,严格坚持“两轮、顺序、均匀放煤、大块破碎、见矸关门”的准则。放煤口个数确定根据已采工作面放煤实际,考虑到工作面后部输送机的承载能力及单架放煤时间等综合因素,本工作面放煤口个数为2个。7采空区处理: 工作面顶板采用自行垮落法,正、付端头采用艾格劳尼泡沫剂或用煤袋墙先封堵,然后顶板自行垮落。五、工序安排主要工序为割煤、放煤,次要工序为移架、移溜,二者以平行作业为主,顺序作业为辅。第五章 生产组织一、工作面循环方式1、循环进度:800mm2、昼夜循环数:4个二、作业形式工作面采用两采一准、“2916”工作制(即两生产班各9小时,检修维修班6小时)。三、劳动组织专业工种追机作业(见表5-1:工作面劳动组织表)。表5-1 ZF2809工作面劳动组织表序号工种或职务采煤班采煤班电钳班维修班合计1队长112副队长443技术员224材料员115核算员116验收员117班长、副班长222288采煤机司机22/49采煤机检修工/2/210支架工22/411支架检修工/3/312放煤工22/413前、后刮板机司机22/414刮板机检修工/3/315转载机司机11/1/316泵站工11/217泵站检修工/1/118正、付端头工33/619清煤工11/220运料工/3321注油工/1/122电工114/623皮带机司机11/224皮带机检修工/4/425巡巷工11/226注氮工111/327空压机司机/1128巷道维修工/6629无极绳绞车司机11/1330管道工/1/1合 计2121231388四、工作面循环作业图表ZF2809工作面正规循环作业图表见下图。五、循环产量1.日进度该工作面采用“一刀一放”,日进4刀,采煤机有效截深为800mm,则日推进度为:40.8=3.2m。2.循环产量(3.090.30.81.3293%)+(90.30.85.51.3280%) =685.6t3.工作面日产量685.642742.4t4.工作面月产量2742.43082272t六、工作面主要技术经济指标表5-2 工作面主要技术经济指标及技术参数表序号指 标单 位数 量备注1采区走向长度m5862工作面长度m94.53机采高度m3.04放煤高度m5.55采放比1:1.836循环进度m0.87日推进度m3.28月推进度m969煤层容重T/ m31.3210煤层倾角度0311循环产量吨685.612日产量吨2742.415月产量万吨8.2316顶煤回收率%8017工作面最大控顶距mm610818工作面最小控顶距mm530819坑木消耗m3/万吨0.3720灰份%12.4421原煤含矸率%6.022工作面效率吨/工30.123出勤人数人88第六章 生产系统一、运输系统1、运煤系统前(后)部刮板输送机转载机ZF2809运输顺槽皮带机二水平皮带大巷401皮带下山401采区煤仓平巷皮带机上仓皮带机井底煤仓主井皮带机地面筛选系统。2、辅助运输系统地面付斜井轨道大巷5号交叉点车场401轨道下山二水平轨道大巷ZF2809工作面运输顺槽(回风顺槽)工作面。二、通风系统1.工作面通风方式工作面采用“U”型通风,见附图。2.工作面风量计算(1)按工作面气温与风速计算: Q60VS 601.517.1 1539(m3/min)式中:V-工作面的风速,取V1.5m3/min; S根据工作面最大和最小控顶距断面取其平均值,取S17.1m2;表6-1 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面空气温度/1515181820202323262628采煤工作面风速Vai/ms-10.30.50.50.80.81.01.01.51.52.02.02.5(2)按瓦斯涌出量计算: Q =100qK =1002.41.4 =336 (m3/min) 式中: q工作面的瓦斯绝对涌出量,取 q=2.4 m3/min;K沼气涌出不均衡系数1.4。(3)按工作人数计算: Q =4N =457 = 228m3/min) 式中:N工作面最多工作人数 57人(八点班交接班)。(4)风速验算:0.2560SQ460S0.256016.8Q46016.825215394032V1.5m/s0.251.54m/s 工作面风速符合要求。因此,工作面实际需风量应为满足各种条件下的风量最大值,即ZF2809工作面配风量为Q=1539m3/min。三、供排水系统1.工作面供水系统地面高位水池主斜井皮带大巷401轨道下山二水平轨道大巷ZF2809运输顺槽(回风顺槽)工作面。2.工作面排水系统ZF2809运输顺槽(回风顺槽)二水平轨道大巷401轨道下山401采区水泵房401回风下山轨道大巷中央水泵房付斜井地面。四、工作面供电系统利用采区第二变电所给工作面供电。(详见供电系统图)(1)从401采区第二变电所引两趟MYPTJ-8.7/10KV 3*95+1*35高压电缆供运输顺槽设备用电。采煤机、刮板机、转载机、破碎机、乳化泵、皮带机主机采用1140V电压供电,绞车、水泵等其他附属设备采用660V供电。 (2)1号移变(KBSGZY-1600/10/1140)、2号移变(KBSGZY-1250/10/1140)放置在运输顺槽泵站处,主要供给工作面的采煤机、刮板机、转载机、破碎机、乳化泵等设备。 (3)3号移变(KBSGZY-1000/10/1140)放置在皮带机机头,供皮带机机头主机电源;4号移变(KBSGZY-630/10/660)放置在皮带机机头,供皮带机张紧绞车、水泵、皮带机油泵、照明等电源。五、通讯、照明、信号系统1、通讯系统在工作面机尾、转载机机头、乳化泵站、皮带机头各布置一部防爆电话与井下、地面内线电话相通。2、照明系统在运输顺槽每20 m安装一盏60 W防爆灯,泵站每隔5m设一防爆日光灯,装载机头、皮带机头设防爆日光灯。3、信号系统采煤机与刮扳机、刮扳机与转载机、转载机与皮带机、工作面与乳化泵站都必须有各自独立的声光信号,并明确规定“开、停、事故”等信号发送方式。六、安全监测系统(1)ZF2809工作面气体监测以KJ110型综放工作面环境监测系统和JSG-8束管监测为主,人工巡监并重。(2)工作面上、下端头空区内设置束管监测管,对工作面采空区气体情况进行监测。同时在回风流设测点,测设回风流气体参数。(3)在采煤机上安装机载式瓦斯断电仪。(4)加强人工巡查,对工作面上、下隅角的CO、CO2、CH4、温度等检查。(5)各种传感器的设置要严格按矿井通风安全监测装置使用管理规定执行。即在运输顺槽及回风顺槽上口、回风流各设置瓦斯传感器1台,回风流设CO、风量、风速、温度传感器各一台。(6)在工作面回风顺槽安装瓦斯断电报警仪。七、防灭火系统1.注氮防灭火工作面采用JXZD-600型注氮机、白色塑料管向采空区注氮。要求每天分三班次注氮,注氮时间每班不小于7小时,注氮浓度不得于97%,确保每天注氮量不小于4085.4 m3。注氮时要确保管路无泄漏,注氮管路埋入采空区30 m以上。在注氮机运行过程中,每隔一小时对设备运行参数进行登记,并测量氮气浓度一次,发现问题及时处理。坚持注氮报表上报制度,每天将注氮机运行记录上报通风科,要求记录填写必须真实、规范、标准。注氮路线:注氮硐室401皮带下山二水平皮带大巷ZF2809工作面运输顺槽ZF2809工作面采空区。2.灌浆从运输顺槽沿巷道靠东帮铺设灌浆管道,高1.5 m,要求灌浆管道必须架设牢固,管道每间隔30 m,加设一个三通,一个阀门,灌浆管径为108 mm,注浆管路必须用快速管接头连接。泥浆浓度:水与土配合比例按2:1进行注浆,工作面推进20 m后,每天在检修班由专人负责注浆,并用5 T回柱绞车每20 m前移注浆管一次。顺槽排水沟畅通,要求有足够的排水能力。八、防尘系统(1)工作面各转载点、支架尾梁处、采煤机割煤部、每隔5个支架(支架前梁上)安设防尘喷雾设施,并经常检查,每班生产必须所有防尘喷雾设施有效使用,做到“无水不作业”,消灭尘源。(2)每天对回风顺槽及工作面支架、转载点积尘进行清扫,冲洗。(3)在回风顺槽及运输顺槽内距端头20 m处安设一道全断面风流净化水幕。(4)在工作面运输顺槽每50 m设一道喷雾系统,回风顺槽每100 m设一道喷雾系统。(5)在两顺槽距工作面60 m处各设置隔爆水棚一道,再在间距500 m处设一道隔爆棚。九、供风系统采用20m3/min压风机配50钢管向工作面供风,用于初次放顶及风动扳手紧固前后溜槽和转载机刮板与E型螺栓之用。供风路线:压风机硐室(运输顺槽巷口二水平轨道巷内)运输顺槽工作面。第七章 机电设备配置及维护保养一、支护设备ZF9200/18/33型正四连杆支撑掩护式大插板低位放顶煤液压支架59付;ZFG9200/19/33H型反四连杆支撑式液压过渡架支3付;3.2 m单体液压支柱150根;1 m铰接顶梁150根。二 、落装煤设备选用1台双滚筒电牵引MG300/700-WD型采煤机。三、运输设备工作面布置2台SGZ800/800型刮板输送机,运输顺槽布置1台SZZ900/400型转载机,1台PLM2200型破碎机,1台SSJ1200/2315皮带机。四、乳化液系统四台BRW550/31.5型乳化泵,两个RX-2500L型液箱五、压风设备MOGF-22/8G型空压机1台。六、电气设备KBSGZY1600/10/1140型移变1台、KBSGZY1250/1140型移变1台、KBSGZY1000/1140型移变1台、KBSGZY630/1140移变1台。七、机电设备的使用维护与保养1、对本单位所使用的设备,必须进行正常维修和保养,对所使用的大型设备,必须有定期检查和保养制度。机电科对其所有大型设备的大修制定严密的检修计划,计划应包括检修项目、内容、时间、日期及检修人员、达到标准化等基本项目。2、对正常使用的流动设备,以矿调度室和机电科的安排为依据。由机修队负责维修,维修标准以煤矿机电设备完好标准和有关条文为准。检修后的设备由验收小组验收签证后,方可交付使用单位。3、必须对所使用的设备进行认真的保管,凡因保养不到位而造成设备大修或损坏的,要严格追究有关人员责任,并严肃处理。八、ZF2809工作面机电设备 ZF2809工作面机电设备具体见表7-1。表7-1 ZF2809工作面机电设备明细表设备名称型 号单位数量功率(kw)重量基本架ZF9200/18/33架5928T/架过渡架ZFG9200/19/33H330T/架前刮板机SGZ800/800台1800140T后刮板机SGZ800/8001800110T转载机SZZ960/400140045T破碎机PLM2200125014T伸缩皮带SSJ1200/2*315部1315乳化泵BRW550/31.5台44*355乳化泵箱RX-2500L件2移动变电站KBSGZY1600/1140台11600KBSGZY1250/114011250KBSGZY1000/114011000KBSGZY630/6601630采煤机MG300/700-WD170045T真空馈电开 关KBZ-400/1140129.6T真空磁力启动器QJZ-300/1140106T单体支柱DW-28/32128压风机MOGF-8/2211327.2T注氮机JXZD-6001潜水泵4第八章 煤炭质量管理措施一、 原煤含矸率控制在6以下,含水率在10以下,原煤内无任何杂质。二、 加强放煤工的责任心,坚持放煤原则。三、 大块矸石进入转载机,要及时停机处理,避免运输事故,减少矸石量。四、 各转载点喷雾、采煤机内外喷雾必须做到开机开雾,停机停雾,放煤支架放煤结束后应立即关闭水雾,降低毛煤水分。五、 设备冷却水要控制,以出水温度不超过体温为准。六、 工作面及两巷杂物,严禁混入煤流。七、 检修更换的各种配件、器材、杂物一律回收集中处理,不得混入煤流。八、 生产过程中用过的其它废物,如皮带头、绳、油桶等一律回收上井,不得混入煤流中。九、 混入煤流系统中随运输机或胶带运输机带出的物、料由各部运输机、皮带机司机负责及时停机拣出,并集中处理。十、 溜煤眼周围要设置固定可靠的棚栏,以防止物品落入溜煤眼中,混入煤流系统中。十一、 在清理巷道煤泥时,严禁装入皮带或输送机的煤流中,否则会增加煤中的含水量。十二、 班队每5天统计一次,单班考核,节奖超罚。第九章 工作面工程质量管理 为提高综采工作面工程质量,特制定以下管理制度: 1、在工作面控顶范围内,采高按3.0米计算,顶底板移近量不能小于300mm。 2、支架前梁接顶必须严密,且无浮石。 3、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm。 4、工作面每发生一次压架,按事故处理。 5、支架初撑力不低于规定值的80。 6、支架要直,其偏差不超过50mm,中心距偏差不超过要求的100mm。 7、支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰角7度,且不得带有俯角。 8、支架间不能有明显错差,不挤架,咬架,架间空隙200mm. 。 9、工作面上下端头支护及超前支护要符合规程要求。 10.两安全出口要畅通,支护完整、高度不低于1.8米、行人宽度不小于0.8米。 11、煤壁要成直线,且与顶底板垂直。有伞檐时,伞檐长度超过1米,其最大突出部分不超过200mm;伞檐长度在1米以下时,其最突出部分不超过250mm。 12、顶底板要平。 13、工作面规定端面距不大于340 mm。 14、工作面前后溜搭接度为750mm850mm。 15、工作面两巷净高必须达到3.0米以上。 16、两巷支护要完整、且临时支护及时、无空帮空顶。 17、两巷道卫生要整洁,无积水、浮煤、杂物。材料、设备码放整齐并有标志牌。 18、每月逢5逢10要进行顶煤探测。 19、两巷道轨道要平整、附件齐全,回撤轨道存放整齐。 20、顶煤回收率要求达到85以上。 21、放煤时严格执行放煤原则和放煤步距。 22、工作面架前浮煤要清理干净。23、ZF2809工作面机采高度设计值为3.0m,采高测量标准是支架前立柱活柱体伸出长度为1300mm,偏差不大于100mm。 24、每班出勤人数不得少于规程规定,各工种人员安排合理,劳动纪律严明,严格按照操作规程作业。第十章 工作面初采、末采及密闭一、工作面初采1、工作面前20 m严禁放顶煤,推进20 m后正常回采。2、对工作面9 m切眼锚网支护进行人工强制放顶。工作面初采安全技术措施另行编写。二、工作面末采工作面剩余17m时进入末采,末采段不放顶煤,具体措施另行编写。三、工作面密闭墙砌筑1、密闭墙施工位置 ZF2809工作面运输顺槽,回风顺槽各布置三道密闭墙,各密闭墙位置如下所述。1)ZF2809运输顺槽第一道密闭墙位于停采线以南5m处,第二道密闭墙距离第一道密闭墙10m;第三道密闭墙位于二水平回风大巷以北5m处。2)ZF2809回风顺槽第一道密闭墙位于停采线向南5m处,第二道密闭墙距离第一道密闭墙10m;第三道密闭墙位于二水平回风大巷以北5m处。说明:第一、第二道均为密闭墙,第三道为挡风墙。宽,高与巷道一致。合计共施工4道密闭墙,2道挡风墙。2、施工材料挡风墙均用双料石构筑;密闭墙均用双料石构筑两道,墙间留设1500mm间距用混凝土填充3、施工要求及注意事项(1)、在进行回顺密闭墙施工时必须在密闭墙上预埋灌浆管、束管及观测管,在搬家结束后继续对隅角采空区进行灌浆及束管监测工作。(2)密闭墙施工必须严格按照质量标准化及措施要求进行施工,不得随意改变位置。(3)、密闭施工期间通防队队长现场跟班作业,进行中间验收,详细记录施工过程情况,施工结束后通风科、安检科组织有关人员进行质量验收,并提交质量验收单,凡质量不合格者,必须反工。(4)、工作面密闭时,在两道密闭墙之间各预设一条灌浆管路,待工作面密闭结束后及时灌浆封闭。(5)、密闭墙施工掏槽时注意以下几点:、砌墙前必须先掏槽,掏槽一般应按先上后下的原则进行,掏出的煤渣及时运出,巷道清理干净。、掏槽应按先上后下的原则进行,掏槽深度以见实帮实底为准。(6)、砌墙时,竖缝要错开,横缝要水平,排列必须整齐,砂浆要饱满,灰缝要均匀,墙心逐层用黄土或特殊材料填实。施工完一道密闭墙后及时在墙壁上挂设铁丝网,并用封堵材料进行封堵。(7)、密闭材料必须在密闭前打运到密闭地点。(8)、两道密闭墙之间及采空区必须压设灌浆管路。第十一章 安全技术措施一、安全制度 1、所有人员必须严格执行煤矿安全规程、技术操作规程、矿山安全法、工作面作业规程及其它安全性指令和规定,深入开展“反三违、反事故”活动,搞好自保、互保工作。 2、各工种必须经过严格培训,并达到各专业技术标准要求。必须熟悉所用设备性能,掌握操作方法,提高排除常见故障的能力,经考试取得合格证书后持证上岗。 3、建立健全各工种岗位责任制,现场交接班制度,设备包机制,设备检修、保养制度,工作面质量验收制度,事故分析处理制度,通防管理制度(瓦斯巡回检查制度、煤尘监测制度、防火监测制度),并严格贯彻执行。 4、坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的方针,开好班前、班后会,对安全生产做到班前有布置、班中抓落实、班后将工作面情况汇报给调度室。5、坚持召开每周安全例会,强化职工的安全意识,提高施工队伍的技术素质。二、安全技术措施(一)防治水措施、严格按照设计的8.5m采高,94.5m采宽进行回采,不许超高、超宽进行回采。、工作面回采速度必须均匀进行,以保证顶板围岩不被破坏。、防止工作面顶板严重冒落。、严格控制工作面煤的自燃发生,以免引起丢失的顶底煤及空去散煤发火烧损,引起附加的覆岩破坏高度和河床下沉。、回采期间,对河下采区涌水量进行测定。通过涌水量的主要变化分析河下采区水动变化规律。对回采过程中出现的出水点的瞬时水量进行测定,并对水质进行分析,以确定出水原因和含水层层位。、若发现工作面有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时,必须停止作业,立即报告矿调度室,发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员,采取措施。、要对二水平泾河下开采区域建设完整、通畅的疏排水系统,并保证河下开采区域水路畅通,并对电源、水泵、管线、水沟、水仓及时进行维修和清理。 工作面及采区排水能力必须满足工作面最大涌水量。、必须严格观测顶板、采空区的涌水量,并做好记录;同时,认真做好ZF2809工作面的地质预报工作。、建立完善、畅通的排水系统在该工作面运输顺槽泵站处、超前支护段各施工一个临时水仓,在回风顺槽超前支护处施工一个临时水仓,每个水仓容量约5立方米,两超前支护处水仓均安设7.5kw水泵,泵站处水仓安设15.5kw水泵并与90管路相连,形成工作面排水系统。除以上排水系统外,工作面准备两台45kw水泵,作为运输顺槽和回风顺槽备用水泵。工作面一旦出水异常,运输顺槽除以上排水系统外,利用备用水泵和注氮管路、供水管路加强排水;回风顺槽利用备用水泵和黄泥灌浆管路加强排水。(二)、顶板管理: 1、工作面坚持支护质量与顶板动态监控,对出现的问题及时处理,做到监控预报。 2、工作面在回采期间对矿山压力进行观测,指派专人收集资料,计算数据,整理分析,总结规律,以便指导生产。严格加强顶板管理,防止煤层离层出现片帮、抽顶,做到及时移架或超前移架,泵站压力不小于31.5MPa,保证支架初撑力符合要求。3、每班开工前,由班长、跟班队长、安检员联合检查工作面煤壁和顶板情况,对有隐患的地段首先要加强维护。 4、处理片帮抽顶时,必须严格执行“敲帮问顶”制度,跟班队长、班长、安检员必须现场指挥,并由有经验的工人观察顶板,待压力稳定时进行绞顶支护作业。 5、正常回采周期来压时,要加强顶板管理,采取适当控制放煤,加快推进度,并控制采高;煤壁应平整,不得留伞檐,当发生严重片帮时,停止割煤立即采取措施,加强维护。 6、支架要接顶严密,空顶必须用木料接顶,升架后初撑力必须达到要求。 7、片帮、冒顶段支架前移必须带压察顶移架,支架不得频繁升降,防止顶板离层,对顶板管理带来困难。 8、不得过量放煤和杜绝放煤步距不够时超前放煤,从而避免因超前放煤和放煤过量造成窜矸、漏顶等现象。 9、加强上下出口的三角点的维护工作,必要时可进行挂网、打单体等加强支护、防止片帮冒顶。 10、工作面上端头应根据工作面斜长变化,及时增补单体支柱配合铰接顶梁。 11、工作面煤壁维护时必须停止前溜运行,前溜运行时煤壁侧不许有任何人员工作或停留。 12、端头管理要求:、在端头和超前巷道支护段进行作业时,必须随时顾及正在运转的输送机、转载机、破碎机、胶带机等,应预先约定停机作业,以防意外事故的发生。、工作面的上下行人出口,高度不得低于1.8m,高度不够时,必须起底。上下端头分别要保证有大于0.8m宽的人行道。 、两巷超前加强支护的距离正巷不得小于30m,付巷不得少于20m。在打单体支柱时,其上顶盖的四爪要全部咬合有力,不得采用失效的单体支柱。 、端头的支护材料,在工作面推进时,要求在安全的条件下,要及时地、尽量多的拆卸回收升井,保证尾巷距离不超限,并使两隅角冒落严实。 、在发现巷道顶板变形离层时,必须及时加强支护。 、在打铰接梁时,要求有23人协同操作。单体支柱要迎山支护,柱子要成一条直线,要有足够的初撑力并接顶严实,顶梁的上方要平整,受力要均匀。(三)、采煤机运转安全技术措施: 1、采煤机司机必须遵守滚筒采煤机司机操作规程的有关规定。2、割煤高度控制在设计采高范围内,严禁出现超高、丢底,啃底现象。 3、采煤机运行到距机头或机尾10m时,必须停机检查上、下出口的锚杆处理情况及附近有无人员,严禁机头、机尾工作人员和采煤机平行作业。禁止用采煤机割锚杆,以防产生火花。 4、采煤机通过临时支护时,前面必须一人指挥煤机司机进行割煤,严禁滚筒截割支护用品及顶梁。严禁采煤机切割支架顶梁。 5、采煤机运行时,随时检查电缆、水管的吊挂情况。 6、采煤机附近进行维护或其它工作时,必须将采煤机牵引电机和截割电机电源断开,同时将滚筒离合断开。 7、采煤机的防滑措施 、检修时应注意制动装置是否可行,否则必须处理完好。停机检修时,将采煤机停在近水平处。 、采煤机过载保护应完好,向上牵引时,如果齿轨轮、驱动轮、齿轨等损坏,应及时处理。 、不准随意切断煤机电源。 8、采煤机在切割硬度较大的岩石时,应采取先放松动炮,后煤机割煤的措施,严禁煤机过负荷运行。 9、工作面前溜子应拉成同一个坡度,防止出现过大坡度而煤机下滑。 10、采煤机机身操作侧加工200mm挡煤板,以防片帮煤打伤司机。(四)、移架和推溜安全措施: 1、支架操作必须遵守液压支架操作规程的规定。移刮板机时必须遵守移刮板机操作规程的规定。 2、推移刮板机和拉架时,必须在正常运行时方可进行,停机时不得拉架和推溜,以防溜子错茬;移架时,架前方,上下侧不得有任何人停留或作业。以防架间掉矸伤人。移架前,要清理好架间、底座前方的浮煤和阻碍物。坚持挂线拉架;本架操作时,移架工应站在架箱内,面向煤壁操作,禁止脚蹬在底座前,移架时,架前、架下不得有其他任何人进行作业或停留。移架时如阻力过大应及时查找原因进行处理,严防硬拉硬推,移架时侧护板不能收完,升架时防止损坏侧护板。为了保证支架初撑力达到要求,升架时避免多架操作。 3、推移刮板机时必须避免急弯,同时防止挤坏电缆槽内的电缆、水管。推移刮板机分23次操作,弯曲段不少于15m,推移结束后,操作阀把一定打到零位。 4、防止支架下滑,倾斜及溜子下滑措施: 、将工作面调成伪斜,以便控制下滑。 、移架和推溜按自下而上的顺序进行。 、控制采高,严禁超高使支架无法接顶。 、顶板破碎时,必须及时移架支护;发生冒顶时,及时进行绞顶,保证支架接触严密、接顶有力。 、保证支架与前溜子垂直,保持支架中心距为1.5m。 、正确使用好支架侧护板并与调架油缸相互配合达到调整支架的目的。、调整好支架侧护板有一定的侧护量;防止支架下滑而造成支架倒架、挤架和咬架现象。 、管理好下端头支架,保持其正确位置和状态,以其为支撑点,在推移端头支架时,必须使其在机道中心,正确把握其导向作用。 5、严禁随意甩开支架与前溜的钢性连接,严禁支架与前溜之间用大圆环链连接。如有用大链连接移架时,人员要远离连接处,以防断链后伤人。(五)、防止支架倾倒、下滑及压架处理措施: 、支架倾倒处理措施: 支架倾倒主要是因为超高回采、过断层、顶板破碎而端面冒顶,移架时降柱过多,立柱自动卸载或误操作,支架歪斜后未及时调整等,所以预防措施有: 1、控制好下出口几组支架是整个工作面防倒的关键。要保证工作面最下端处于巷道内呈水平状态的第一架的架设质量。 2、严格控制采高,使有效采高低于支架最大支撑高度200300mm。 3、采用顺序上行移架、带压擦顶移架、移后调架的原则,要一次移够,不要反复升架,频繁调架,必要时可用邻架推移千斤顶支紧输送机溜槽后再移架,以保证移架行程。 4、升架前一般将下侧护板伸出,使支架垂直顶板或有一定迎山,然后按顺序升柱,升架后检查相邻支架侧护板对齐即可。 5、发现支架有倒、咬、歪现象时,要立即处理。处理措施: 、用柱子顶。移架前在支架倾倒方向顶梁下支一根斜撑柱子,并系上安全绳,以防伤人。 、用千斤顶拉正支架。在支架上方用千斤顶拉顶梁,在下方用千斤顶反向拉底座。 、用绞车拉正支架。当支架严重倾倒,而且是多架倾倒时,可用绞车逐架拉正。 、支架下滑预防措施: 1、锚固输送机。用单体液压支柱对输送机的机头、机尾进行锚固,以防止输送机沿工作面下滑,进而利用相互制约关系防止支架下滑。 2、上行顺序推移。采用上行推移工作面输送机和移动支架可有效防止两者下滑。 3、调斜工作面。将工作面调成伪斜,实行伪仰斜推进,是防止工作面输送机和支架下滑的有效措施。 4、发现支架及其输送机下滑后,要及时采取措施予以处理,主要措施有:调斜工作面或增大伪斜角度,上调支架使其向上牵引输送机。 、压架处理措施: 1、附加初撑力法。在顶底板较松散时,可用单体支柱支设在被压“死”的支架顶梁下方,并同时向这些支柱及被压支架供液,进行反复支撑。(六)、放煤安全技术措施: 1、移架达到放煤步距后,后部刮板机运转正常,再进行放煤作业,同时后溜槽距支架尾梁高度不得低于300mm。 2、放煤工必须注意观察放煤情况,发现大块矸石时立即停止放煤,顶煤应均匀放出,必须严格按“见矸关门”的原则。 3、放煤时应注意插板插入后部刮板机内造成事故发生。 4、出现大块煤时,可摆动尾梁或后插板挤碎大块,放煤的同时打开支架后喷雾。放煤结束后,收尾梁恢复原位,使插板处于正常位置。 5、支架歪斜,倒架、架前漏顶或空顶时不准放煤。6、严禁物料、废旧金属网、锚杆等进入溜煤眼。溜煤眼堵塞处理要严格遵守处理溜煤眼的措施。(七)、机电管理安全措施: 1、各机电工程都必须遵守煤炭部制定的煤矿工人技术操作规程相应工程的各项有关规定执行。 2、严格执行设备维修与管理制度。. 、综放设备的维修与管理必须坚持预防为主的原则,执行日常检修制,发现问题及时处理。 、机电设备的日常管理必须实行包机制,分电气设备,三机(前后溜、转载机、破碎机),采煤机,胶带机,泵站,支架、小绞车等包机组。各包机组按使用说明书要求对各设备进行日常检查和维护。此基础上实行“三检制”即大检、中检、小检。每次检查必须定时间、定人员、定内容、定标准。 大检:设备入井前,按图纸和技术标准要求进行全套设备的解体检修,并进行地面配套试运转,然后才能入井安装。 中检:每月对使用设备进行两次检查,内容包括:处理小检中发现的问题,检查掌握设备的疲劳程度;检查设备在运

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